一侧临空巷道掘进矿压显现规律及顶板控制

徐建斌

（1.太原理工大学，太原 030024；2.大同煤矿集团有限责任公司，山西 大同 037000)

一侧临空巷道掘进矿压显现规律及顶板控制

徐建斌1，2

（1.太原理工大学，太原 030024；2.大同煤矿集团有限责任公司，山西 大同 037000)

根据回采工作面周围支承压力、采动引起的岩层压力分布规律理论，松动圈理论及锚杆锚索联合支护理论，为矿井第一个一侧临空巷道在相邻综放工作面回采期间快速掘进、提供顶板控制依据，选择合理支护参数、优化支护设计，跟踪整个施工过程、分析矿压显现规律，为矿井后期临空巷道顶板控制奠定坚实基础。

临空巷道；矿压规律；顶板控制

本文所述矿井主要开采石炭系上统太原组5号层煤及二叠系下统山西组4号层煤。目前开采5号煤层，厚度0.46～16.38 m、平均5.64 m，煤层结构较简单，夹矸层数3-10层、一般5-6层，夹矸厚度0.10～0.42 m。现采的8301综放工作面是第一个放顶煤工作面，它与8300综放工作面相邻，其中5300巷与8301综放工作面相距30 m（净煤柱间距），是第一条在综采放顶煤工作面生产期间掘进的一侧临空顺槽，总结5300巷掘进期间及掘巷后期顶板压力显现规律，需为矿井后期临空巷道掘进顶板控制提供依据，以选择最优的支护方案。

1 工程概况

1）8301工作面的地质概况：8301综采工作面上覆地表为沟梁地带，其它均为耕地及林地，盖山厚度486 m。8301面位于西部盘区巷南侧，同层四周为实煤区，设计两顺槽长度分别为1 943 m、2 073 m，工作面倾向长度208.8 m，煤层平均厚度6.4 m。8301工作面5301巷回采范围内实际揭露4条断层，在5301巷采位712 m、782 m、948 m、983 m处遇到落差F7=2.8、F8=2.5、F9=2.3、F10=1.5 m四条断层；经分析F10、F9、F8、F7断层将延伸到5300巷内，使其掘进带来困难。巷道回采至5301巷采位205 m和418 m处时煤层煌斑岩侵入严重，预计5300巷在相应位置时的地质构造与之基本一致。根据8301工作面实际揭露的断层及煌斑岩侵入情况分析，5300巷掘进期间受8301综采工作面采动影响后，在断层、煌斑岩侵入区附近以及5300巷与8301工作面交汇期间（尤其是综采周期来压时）顶板压力显现将较明显。

2）8301工作面与8300工作面5300巷概况：8301综放工作面5301巷长2 056 m，开采长度1 030 m，该工作面开采时对5300巷影响长度为1 199 m。

2 支护理论依据及采取措施

根据巷道矿压显现规律中围岩压力受采动影响巷道的围岩应力及变形规律、锚杆（锚索）支护理论，计算综采工作面与5300巷交汇前锚杆（锚索）支护间排距。

2.1 回采工作面周围支承压力分布

煤层开采过程改变原岩应力场的平衡状态，对受采动影响的临空巷道，它的维护状况除了受巷道所处位置的自然因素影响外，主要取决于采动影响。煤层开采后采空区上部岩层重量将向采空区周围重新转移，使采空区周围形成新的支承压力带。见图知：在综采工作面前方形成的支承压力区，随工作面的推进向前推移。在工作面沿倾斜和仰斜方向上形成的支承压力，工作面采过一段时间后不再发生明显变化，该部分为固定支承压力。回采工作面推过一定距离后，采空区上覆岩层活动将趋于稳定，采空区内某些地带冒落矸石逐渐压实，使上覆冒落岩层在不同程度上重新得到支承，因此在距工作面一定距离的采空区内，也可能出现较小的支承压力。工作面倾斜方向上固定支承压力影响范围一般为15～30 m，支承压力峰值位置距煤壁一般为15～20 m，压力增高系数为2～3。采空区支承压力增高系数通常小于1，个别情况下达到1.3；但由于受断层影响(开采的8301工作面两顺槽在掘进期间受4条断层影响，预测断层直接影响5300巷掘进)，工作面倾斜方向上固定支承压力影响范围预计在40～50 m。图1为采空区应力重新分布图。

2.2 采动引起的底板岩层压力分布

煤层开采引起回采空间周围岩层应力重新分布，不仅在周围煤柱上造成应力集中，而且还会向底板深处传递，使底板岩层的一定范围内重新分布应力。根据最大水平应力理论，在围岩层状特征较突出的巷道内，受综采工作面回采后、应力重新分布时，铅垂应力向两帮转移，水平应力向底板转移。铅垂应力的影响主要显现于两帮，导致两帮的破坏；水平应力的影响主要显现于底板岩层，表现为临空巷道内底板的鼓起。图2为最大水平应力原理图。

由于8301工作面与5300巷处于同一水平、同一煤层，故按集中载荷、均布载荷、三角形载荷的有关公式，计算半无限平面体内应力，计算一侧采空煤体作用于煤柱上的支承压力分布，其应力增高系数为3，见图3。图中曲线d、e、f表示在载荷作用下底板岩层不同深处水平截面上铅直应力δz的分布。曲线g、h、i表示底板岩层内铅直应力与自重应力比值的等值线，等值线外部铅直应力等于自重应力γH。底板岩层任一点的应力主要取决于上部煤柱的载荷、该点与煤柱的垂直距离以及该点与煤柱边缘或中心线的水平距离；其规律为：作用于煤层上的支承压力的影响深度约为1.5～2.0倍的煤柱宽度。

由分析知，降低围岩应力、提高围岩稳定性、选择合理支护方式是巷道围岩控制的基本途径。因此掘进巷道临空掘进时，巷道围岩控制方法可归结为巷道布置和巷道保护支护两方面内容。5300巷布置于8301工作面东侧，距5301巷净煤柱间距30 m，因受断层群及放顶煤回采工艺的影响，5300巷仍受较大的相邻工作面回采压力。

2.3 锚杆锚索联合支护方案

根据中国矿业大学董方庭教授的围岩松动圈理论与锚杆锚索联合支护理论，对5300巷内选择支护参数。

1）在5300巷与8301回采工作面未交汇前的支护。a.支护材料：锚杆22 mm×2 200 mm左旋无纵筋高强度螺纹钢，屈服强度大于500 MPa，抗拉强度大于630 MPa，配合WD250-3的W钢带使用。锚索17.8 mm×9 300 mm低松弛预应力钢绞线，强度级别1 860 MPa。顶板使用6号冷拔钢筋网；帮部使用8号菱形铅丝网。b.支护间排距：锚杆间排距800 mm×800 mm，锚索间排距1.6 m×1.6 m。

2）在5300巷与8301回采工作面、且相邻综采工作面周期来压后的掘进巷道支护。a.支护材料：锚杆22 mm×2 200 mm左旋无纵筋高强度螺纹钢，屈服强度大于500 MPa，抗拉强度大于630 MPa，配合WD250-3的W钢带使用。锚索17.8 mm×9 300 mm低松弛预应力钢绞线，强度级别1 860 MPa。顶板使用6号冷拔钢筋网；帮部使用8号菱形铅丝网。b.支护间排距：锚杆间排距900 mm×900 mm，锚索间排距1.6 m×2.7 m。

3 掘进巷道与综采工作面交汇时的情况

8301工作面采至采位553.6 m，5300巷掘进至里程1 473 m时汇交。交汇时的地质资料显示，在该段区域内无断层或其他地质构造影响。此时，8301工作面开采进度为6 m/d，该段区域内放煤高度7 m，经矿压监测数据分析，8301综放工作面周期来压步距15 m。5300巷掘进速度7 m/d，严格按照规定要求进行支护。5300巷与8301工作面交汇时剖面图，见图4。在5300巷内1 860 m、1 760 m、1 660 m、1 560 m、1 480 m、1 360 m布置顶板离层检测仪，并按规定时间采集数据，如表1所示。

4 理论值与实际观察的情况

5300巷与8301工作面汇交时，由于掘进、回采速度均较快，而5号三盘区煤层开采时周期来压步距相对小，在汇交前后一周内顶板压力显现较明显，按离层仪度数分析知，顶板下沉量达26 mm。当综采工作面与掘进工作面交汇时，掘进巷道受掘进及综采的影响，在综采面往前推进过程中，顶板变化较明显，且在综采面周期来压时对掘进巷道影响较严重，需在掘进面与回采面交汇开始的第一次综采面周期来压期间，加强顶板监测、并及时处理隐患。由于在采空区顶板压力峰值小于1、且采空区已冒落的顶板变形基本趋于稳定，对掘进巷道顶板控制影响显现不明显，巷道掘进后1个月内未发生明显的锚杆锚索托盘变形、顶板未产生裂缝等症状，表明所选的支护参数能够满足实际生产要求。

5 支护优化设计

根据理论计算、现场实际施工情况、顶板离层仪监测分析，在掘进巷道与综采汇交前由于掘进巷道不受掘进期间围岩应力变化的影响，后期受相邻工作面采动影响、本工作面采动围岩变形较严重，控制临空巷道顶板主要控制采动时顶板变形量，而在采动后期留煤柱掘进巷道时，由于采空区残余支承压力峰值较小，且该值基本不再发生变化，采用的锚杆锚索联合支护已经能够满足安全生产要求。而在5300巷里程940 m、1 000 m、1 095 m、1 260 m、1 310 m处均遇到断层，顶板较破碎，在掘进过断层顶板破碎带内均布置锚索钢梁桁架在原有支护基础上加强支护，桁架间距1.8 m。

6 实测巷道内的矿压显现

目前8301综放工作面已开采完，8300综放工作面已回采500 m。当前观测顶底板移近量、顶板下沉量、两帮移近量数据显示，8300综放工作面回采期间，距工作面20～45 m范围内巷道时有底鼓情况，底鼓量达500 mm，顶板下沉量达46 mm，两帮未出现明显变形和移近。

参考文献：

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Strata Behavior and Roof Control in Roadways along Gob

XU Jianbin1,2

(1.Taiyuan University of Technology,Taiyuan 030024,China; 2.Datong Coal Mine Group,Datong 037000,China)

According to the distribution rules of abutment pressure around working face and strata pressure caused by mining,as well as broken zone and bolt-anchor supporting theory,the study provides evidences for rapid driving and roof control of the first roadway along gob in the adjacent fully-mechanized mining face.Reasonable supporting parameters and an optimized design are selected.By following the whole construction process and analyzing the strata behavior,the study is also a firm basis for the late roof control in the roadways along gob.

roadway along gob;strata behavior;roof control

TD326

A

1672-5050（2015）01-0027-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.01.010

（编辑：刘新光）

2014-09-16

徐建斌（1966-），男，河北张家口人，在读工程硕士研究生，从事煤矿管理及技术工作。